沿空掘巷窄煤柱合理尺寸模擬分析

張 瑾

(靈石縣煤礦安全監管巡查隊，山西 靈石 031300)

由礦壓相關理論可知，沿空巷道相比較普通巷道，礦壓影響時間長、次數多，更容易引起煤柱內煤體破碎、巷道變形量大等問題。目前，在分析合理沿空煤柱尺寸過程中主要有理論計算、經驗法和模擬計算3種方法[1-3]。理論計算主要有“大小結構理論”；經驗法主要為留設2倍的支承壓力峰值距離再加上5 m的距離；模擬計算主要是采用FLAC3D模擬軟件，建立類似于工作面圍巖產狀的模型，進行垮落運算從而確定合理煤柱尺寸。本文將借助第3種手段對3上411工作面沿空掘巷窄煤柱合理尺寸進行分析[4-5]。

1 工程概況

某礦3上411工作面運輸順槽位于3上煤層的東四采區-480 m水平，3上煤層平均采深為300 m，呈一單斜構造，煤層傾角為0°～12.5°。3上411工作面運輸順槽沿3上煤層的底板掘進，總長為1 522.1 m。3上411運巷在掘進過程中將受到3上408工作面回采的動壓影響。

工作面情況見表1。

2 模型的建立

采用掘進與回采分布循環計算，模擬掘進迎頭與回采面碰頭后18 m應力峰值位置不同煤柱寬度對沿空巷道圍巖的影響以及沿空煤柱的穩定性。通過對窄煤柱內的應力分布、采掘相向巷道圍巖的變形量等數據進行分析研究，進而確定合理的窄煤柱寬度。

表1 地面相對位置及鄰近采區開采情況表

結合礦井生產地質條件，在既定支護條件下，只考慮變量—煤柱寬度的影響，設計分析方案共8個(方案一～方案八)，留設煤柱寬度分別為3、4、5、6、7、8、9、10 m。

采掘相向沿空掘巷掘進迎頭在相鄰回采面后方的應力集中系數普遍大于前方，3上411運輸順槽迎3上408面掘進期間，掘進迎頭距相鄰回采面+40 m至-80 m區間內為強烈動壓作用區，故本次模擬中以采掘相向沿空掘巷掘進迎頭位于相鄰工作面后方18m測點斷面為代表性研究對象，對比留設8個方案窄煤柱寬度時窄煤柱的穩定性，并確定合理的窄煤柱寬度。

2.1 數值模擬應力分析

煤柱內應力分布如第102頁圖1。

不同寬度煤柱內應力峰值如第102頁圖2。

當煤柱寬度為3 m時，沿空側煤柱內最大垂直應力為6.1 MPa，側向實體煤內最大垂直應力為16.5 MPa，實體煤側應力集中范圍和集中程度要大于沿空側，實體側煤體內應力集中系數為2.2，沿空側煤柱內應力小于原巖應力，應力波動幅度較小，整個窄煤柱寬度范圍內均發生塑性破壞，煤柱處于卸壓狀態。

圖1 不同寬度窄煤柱內垂直應力分布

圖2 不同寬度窄煤柱內應力峰值曲線

當煤柱寬度為4 m時，沿空側煤柱內最大垂直應力為7.9 MPa，側向實體煤內最大垂直應力為16.8 MPa，實體煤側應力集中范圍和集中程度要大于沿空側，實體側煤體內應力集中系數為2.24，沿空側煤柱內應力略大于原巖應力，能承受一定的載荷，應力集中區域大約在距采空側煤壁2.5 m～3.5 m。

當煤柱寬度為5 m時，沿空側煤柱內最大垂直應力為9.8 MPa，側向實體煤內最大垂直應力為17.2 MPa，實體煤側應力集中范圍和集中程度仍然大于沿空側，實體側煤體內應力集中系數為2.3，應力波動幅度逐漸增大，應力集中區域大約在距采空側煤壁3.5 m～4.5 m。

當煤柱寬度為6 m時，沿空側煤柱內應力應力繼續增大,為11.7 MPa，煤柱內高應力區范圍也在擴大，而實體煤內應力有所減小，但仍然大于沿空煤柱內的應力。

隨著煤柱寬度的繼續增加，沿空側煤柱應力集中程度逐漸增大，實體煤側應力程度逐漸減小，當煤柱寬度為8 m時，沿空煤柱側應力超過實體煤內應力峰值。8 m～10 m范圍內煤柱內應力峰值變化不大，煤柱內高應力區范圍繼續增大。

由圖1可以看出，煤柱尺寸越大垂直應力峰值越大，且垂直應力峰值基本都位于窄煤柱中央略微靠近沿空巷道的位置，依據應力曲線的斜率可以將其分為2個區域：

1) 劇增區：窄煤柱寬度為3 m～7 m時，窄煤柱內垂直應力峰值增長較快，增長趨勢近似為直線。窄煤柱寬度為3 m時，煤柱垂直應力峰值為6.1 MPa，小于原巖應力；窄煤柱寬度為4、5、6、7 m時，煤柱內垂直應力峰值分別為7.9、9.8、11.7、13.6 MPa，皆大于原巖應力。

2) 緩增區：窄煤柱寬度為8 m～10 m時，窄煤柱內垂直應力峰值雖有所增加但增加幅度逐漸變小，逐漸趨于穩定。窄煤柱寬度為8、9、10 m時，窄煤柱內垂直應力峰值分別為16.5、16.8、17.2 MPa。

2.2 數值模擬位移特征

為研究采掘相向沿空巷道在經歷相鄰工作面回采采動影響過程中，不同窄煤柱寬對巷道圍巖變形量的影響程度，對采掘相向沿空掘巷掘進迎頭位于相鄰工作面后方18 m測點斷面處不同煤柱尺寸下，煤柱位移量與巷道圍巖的位移量進行記錄分析。

1) 煤柱水平位移分析

沿巷道斷面窄煤柱寬度擴展方向，取煤柱高度一半的中部層位研究窄煤柱內水平位移場分布特征，其對應的煤柱向采空區側和采掘相向巷道側的水平位移峰值與窄煤柱寬度關系如圖3所示。

圖3 窄煤柱水平位移峰值分布曲線

由圖3可知，不同窄煤柱尺寸水平位移分布特征如下：

a) 在上區段工作面采動期間，窄煤柱的采空側要比沿空巷道側的位移量大，平均大60 mm左右。

b) 采空側窄煤柱的水平位移規律：當窄煤柱寬度在3 m～5 m時，采空側窄煤柱的水平位移逐漸增加，且幅度較大；窄煤柱寬度為5 m～9 m時，窄煤柱向采空區側的水平位移呈緩慢減小趨勢；窄煤柱寬度為9 m～10 m時，窄煤柱向采空區側的水平位移仍有減小但基本趨于穩定；其中,窄煤柱寬度為5 m時，煤柱向采空區側的水平位移達到最大值，為192.7 mm。

c) 窄煤柱向采掘相向巷道側水平位移規律：從整體看，與窄煤柱向采空側的趨勢大致相同，但位移量平均低80 mm～90 mm，窄煤柱尺寸為5 m時達到最大值，為124 mm。

2) 巷道圍巖變形量分析

不同寬度窄煤柱條件下巷道圍巖變形量詳見表2，窄煤柱寬度與巷道圍巖變形量關系見圖4。

表2 不同窄煤柱寬度條件下巷道圍巖變形量

圖4 窄煤柱寬度與巷道圍巖變形量的關系

由圖4和表2可以看出，巷道圍巖變形中除底鼓量受窄煤柱尺寸影響不大外，其他圍巖受煤柱尺寸的影響較大。窄煤柱尺寸對采掘相向沿空巷道圍巖變形量的研究分析結果如下：

1) 頂板下沉量

從總體來看，不同寬度窄煤柱條件下，沿空巷道頂板下沉量緩慢降低，下降幅度逐漸減小后下沉量基本趨于穩定，窄煤柱寬度為3 m時頂板下沉量最大，為205.2 mm。

2) 巷道底鼓量

從圖4中曲線可以看出，巷道底鼓量在較小值小幅度波動，說明窄煤柱寬度與巷道底鼓量相關性較小。波動區間為41.80 mm～47.57 mm。其中，窄煤柱寬度為3 m時，底鼓量達到最大值，為47.57 mm。

3) 巷道沿空幫變形量

巷道沿空幫上側變形量在窄煤柱寬度為3 m～5 m時呈增長趨勢，6 m～9 m后變形量逐漸減小，9 m～10 m變形量基本趨于穩定，且與3 m時變形量基本相同。巷道沿空幫下側變形量在窄煤柱寬度為3 m～6 m時巷道變形量呈增長趨勢，6 m～9 m時變形量逐漸下降，9 m～10 m時巷道沿空幫變形量基本趨于穩定，且與4 m時位移量基本相同?？傮w上看，煤柱寬度為3 m～8 m時巷道沿空幫上側位移量要比巷道沿空幫下側變形量要大，說明巷道沿空幫上側受到應力集中程度較大，變形嚴重，8 m～10 m上、下側的位移量相差不大。隨著煤柱寬度的增加，上、下側的變形量逐漸縮小。

4) 巷道實體煤幫變形量

巷道實體煤幫位移量在窄煤柱寬度為3 m～5 m時基本保持不變，5 m～10 m時呈緩慢下降趨勢?？傮w來看，巷道實體煤幫變形量較煤柱側變形量要小，但巷幫移近量的趨勢基本相同，總體上比巷道窄煤柱幫的變形量小50 mm～60 mm。在巷道實體煤幫下側變形量較上側大，說明巷道實體煤幫下側受到應力集中程度較大，變形量大。

3 煤柱尺寸的確定

綜上所述，隨著窄煤柱尺寸的增大，沿空巷道兩幫的位移先增大后緩慢減小，煤柱寬度為5 m～6 m時兩幫位移達到最大值，沿空幫4 m煤柱時的位移與10 m位移基本相同，實體煤幫巷道位移在煤柱5 m之后逐漸減小；從垂直應力看4 m煤柱內存在部分區域超過原巖應力能承擔部分載荷，巷道圍巖的位移雖然比3 m時大，但3 m煤柱完全塑性破碎，起不到一定的隔離作用，4 m窄煤柱時巷道圍巖變形量也在可控范圍內同時能夠起到隔離作用；經理論計算，側向煤體屈服區為3.3 m，沿空巷道開挖后側向應力峰值距煤壁邊緣11.1 m，煤柱和沿空巷道均處于低應力環境；最終確定3上411工作面運輸順槽與3上408工作面采掘相向沿空掘巷留設的護巷窄煤柱尺寸為3.8 m。

4 結論

本文利用FLAC3D數值模擬軟件建立3、4、5、6、7、8、9、10 m 8個不同寬度的窄煤柱模型進行計算，分別分析研究沿空巷道和窄煤柱內垂直應力和剪應力以及沿空巷道的圍巖變形量。得出：

1) 由于采空區覆巖活動的影響，沿空巷道兩側出現了應力集中現象，而煤柱內應力峰值更靠近于巷道，巷道頂底板都出現了圓弧狀卸壓區域。窄煤柱內垂直應力峰值隨著煤柱尺寸的增加而不斷增大，煤柱從4 m開始支承壓力峰值高于原巖應力，4 m～8 m支承壓力逐漸升高，8 m之后煤柱內應力大于實體煤內應力峰值。

2) 巷道圍巖上的剪應力等值曲線從總體上大致以巷道中心為對稱點呈中心對稱分布，并且隨著煤柱尺寸越來越大，這種呈中心對稱的現象會更加明顯。沿空巷道在窄煤柱側的頂部和實體煤側的底部剪應力區域比較集中，煤柱尺寸越大，剪應力影響的范圍也會逐漸增大。沿空巷道開挖后，巷道的變形破壞最有可能在巷道窄煤柱頂板位置開始發生破壞。

3) 窄煤柱向采空側位移先增大后逐漸減小且在窄煤柱寬度為5 m時，煤柱向采空區側的水平位移達到最大值，為192.7 mm。從整體看，與窄煤柱向采空側的趨勢大致相同，但位移量平均低80 mm～90 mm。

4) 巷道頂板下沉量，從總體來看，不同寬度窄煤柱條件下，沿空巷道頂板下沉量緩慢降低，窄煤柱寬度為3 m時頂板下沉量最大，為205.2 mm。巷道底鼓量較小且變化不大，變化范圍為41.80 mm～47.57 mm。底鼓量最大值發生在窄煤柱寬度為3 m時，最大值為47.57 mm。

5) 巷道沿空幫位移先增大后減小，且在煤柱寬度為5 m～6 m時達到最大值。煤柱寬度為3 m～8 m時巷道沿空幫上、下側位移量相差很大，8 m～10 m后巷道沿空幫上、下側的位移量差距縮小。巷道實體煤幫的變形量較煤柱側的變形量要小，但巷幫移近量的趨勢基本相同，總體上比巷道窄煤柱幫的變形量小50 mm～60 mm。在巷道實體煤幫下側變形量較上側大，說明巷道實體煤幫下側受到應力集中程度較大，變形量大。

6) 通過模擬監測數據分析，確定出最終合理煤柱的尺寸為3.8 m。